氢化物发生-原子荧光光谱法测定纺织品和皮革中微量砷

采用氢化物发生-原子荧光光谱法测定纺织品和皮革中的微量砷,对仪器条件、还原剂浓度、介质酸度以及共存元素等因素对测定结果的影响进行了研究.通过试验选择了最佳测定条件,得到砷的最低检出量为7.8 ng/g,相对标准偏差小于3%,加标回收率在97%～105%之间,能满足测定的要求.     

原子荧光光谱法测定煤中砷的分析方法研究

研究了原子荧光光谱法测定煤中砷含量的分析方法,从还原剂、载液和预还原剂的浓度及用量、共存离子干扰等方面探讨氢化物发生的试验条件,分析煤中主要金属离子对测定的干扰影响因素,并采用原子荧光光谱法测定国家标准物质中砷的含量并与砷钼蓝分光光度法比对。采用原子荧光光谱法测定煤中砷的结果极差均在标准值的不确定度范围内,与砷钼蓝分光光度法进行方法比对后无显著性差异。采用原子荧光光谱法测定煤中砷具有较高的灵敏度和较低的检出限,精密度良好,其相对标准偏差为1. 17%～2. 28%(n=10),加标回收率为98. 84%～106. 29%,检出限为0. 050 ng/m L。     

氢化物发生-原子荧光光谱法测定瓜尔胶中砷和铅

采用氢化物发生-原子荧光光谱法测定瓜尔胶中砷和铅,对仪器工作条件和氢化物发生条件进行选择和优化.方法对砷和铅的检出限均为0.01μg/L,精密度(RSD,n=6)为5.94%～10.7%,砷平行加标回收率为96.5%,铅平行加标回收率为92.9%.     

氢化物发生原子荧光法测定陆地水中痕量砷

研究用高灵敏度氢化物发生-原子荧光光度法测定陆地水(长江、汉水、东湖、墨水)中的痕量砷.试验考察了离子干扰,确定了最佳工作条件.500 mg/L(Fe3+、Pb2+、 Mn2+、 Cu2+、Ca2+、Na+、K+、Mg2+)并不影响As的测定,在最佳条件下,砷的检出限为0. 092 ng/mL,精确度为3. 82%,用于测定砷水样国家标准物质,测定结果与标准值一致.方法灵敏度高,精密度好,操作简便、快速,可用于湖泊水生态环境调查评价样品中痕量砷的测定.     

ICP-MS法测定铟中砷、铝、铜、镉、镍、铅、铊、锡和锌

研究铟中微量砷、铝、铜、镉、镍、铅、铊、锡、锌的ICP-MS法同时测定的方法.选择仪器的最佳参数和最佳测定条件,采用标准加入法和在线加入钪、铑、铼混合内标补偿法消除基体铟对测定元素的干扰,直接测定其中的杂质元素.测定结果准确、可靠,铟中砷、铝、铜、镉、镍、铅、铊、锡、锌的测定下限均≤0.0001%,加标回收率97%～111%.方法的建立为控制铟中杂质元素提供了检测依据.     

氢化物发生-原子荧光光谱法测定红土镍矿中砷

提出了以硫脲-抗坏血酸作为还原掩蔽剂,氢化物发生-原子荧光光谱法(HG-AFS)直接测定红土镍矿中砷的方法。考察了测定的最佳条件、共存元素对测定的影响及方法的精密度和回收率。方法适用于红土镍矿中0.005%～0.1%砷的测定。     

氢化物-原子荧光光谱法测定高纯硼酸中痕量砷

研究了氢化物-原子荧光光谱法测定高纯硼酸中痕量砷的方法。对仪器条件、样品介质酸度、还原剂浓度、预还原剂浓度、载流酸度等试验条件进行了优化。试验表明,砷的质量浓度在0~10μg/L内,标准曲线线性良好,相关系数大于0.999 8,检出限为0.02μg/L,样品加标回收率为98.5%~103%;测定相对标准偏差为1.6%~6.4%,1 000倍的铅、钙、镁、铁、钠、铝对砷的测定不干扰。本法操作简便、快捷、准确度高。     

氢化物发生-原子荧光光谱法测定钴酸锂中砷

采用氢化物发生-原子荧光光谱法测定钴酸锂中砷。对样品前处理和氢化物发生条件进行了选择和优化。方法对砷的检出限为0.05mg/kg。方法的精密度(RSD,n=7)为1.93%~8.02%,回收率为99.4%~105.5%。     

一种检测铜精矿中砷和汞含量的新方法——高压密封微波消解-顺序注射-氢化物发生-原子荧光光谱法

利用高压密封微波消解和顺序注射-氢化物发生-原子荧光光谱两项技术建立了检测铜精矿中砷、汞含量的新方法,并通过试验确定了适宜的检测条件。研究结果表明：本方法对砷的检出限为0.02 μg/L,对汞的检出限为 0.05 μg/L;检测铜精矿中砷、汞的含量时,砷、汞的回收率分别为94.3%~107.0 %和91.0%~102.0%,检测结果相对标准偏差分别在0.93%~1.97%之间和3.11%~8.07 %之间,并且检测结果与认定值和国家标准方法测定值一致。     

铁镧共沉淀分离ICP-AES法测定含铜物料中砷锑铋

研究含铜物料中砷、锑、铋的测定方法.试样用硫酸、硫酸钾高温溶解,在氨性溶液中采用氢氧化铁和氢氧化镧作载体一次共沉淀砷、锑、铋,并与铜等分离,在稀盐酸、酒石酸介质中用ICP-AES法连续测定含铜物料中砷、锑、铋的方法,操作简便,快速准确.适用于含铜物料中砷（0.002%～6.0%）、锑（0.002%～10.0%）、铋（0.002%～6.0%）的测定,其（n=11）相对标准偏差分别为3.12%～0.76%、2.11%～0.46%和5.00%～0.88%.加标准回收率,砷、锑、铋均在（99.80%～100.19%）之间,能有效地满足含铜物料中砷、锑、铋的日常检测分析.     

化学蒸气发生—原子荧光光谱法测定皮革和纺织品中可溶性痕量镉

为建立化学蒸气发生－原子荧光光谱法测定皮革和纺织品中可溶性痕量镉的方法，研究了还原剂浓度、酸度、催化剂浓度、共存元素以及仪器条件等主要因素对测定的影响。选择了最佳试验条件，检出限为0.8ng/g，加标回收率在95％－107％之间，能满足国际标准规定限量的测定要求。     

潞安贫煤、贫瘦煤与其他煤混合喷吹的优化选择

根据高炉喷吹用煤的技术条件,选择适宜的煤种与潞安贫煤、贫瘦煤进行实验室混合煤喷吹试验,在试验的基础上确定混合煤的配比和粒度组成等工艺参数,为大幅度地提高高炉煤比创造条件。结果表明:首选煤是府谷鸿运煤,合理配比为30%~40%,其次是大同晋华宫煤,合理配比在40%左右;混合煤粉的适宜粒度为60%~70%。     

某低品位难选离析铜矿的加压氨浸

用加压氨浸的方法 ,对某低品位难选离析铜矿进行了浸出研究。在最佳条件下 ,铜的浸出率可达 97%以上。如采用三级逆流浸出 ,既可使铜的浸出率达到 97%以上 ,又可使浸出液中铜的质量浓度达 4 0 g/ L以上 ,有利于下步处理     

炼铜烟灰酸浸条件对铜、锌浸出率的影响

为利用炼铜烟灰制取硫酸铜和硫酸锌 ,研究了浸取条件对铜、锌浸出率的影响。试验结果表明 :用分段连续法浸取 ,铜、锌浸取率≥ 98% ,铁浸取率可控制在 0 .0 2 %以下 ,其工艺条件为 :液固比为 3∶ 1 ,温度 80～ 90℃ ,硫酸加入量为 3 9g/ L(酸浸液 ) ,滴酸时间为 1 .5h,浸取时间 2 h。     

无氟少酸浮选分离石英与长石的试验研究

在无氟少酸条件下, 采用阴阳离子混合捕收剂浮选分离物理化学性质、结构构造等方面均十分相似的石英和长石, 将石英砂SiO₂ 含量从86%提高到97%以上, Fe₂O₃ 含量降到0.065%, 为新沂石英砂矿实现无氟生产提供了依据。     

基于流固耦合理论的尾矿库数值模拟及模型试验研究

以云南省某尾矿库为例,运用流固耦合原理进行尾矿库三维有限元数值模拟,研究尾矿库在正常工况和洪水工况下浸润线高低和孔隙水压力大小变化情况,并运用模型相似理论建立室内尾矿库试验模型,分别在2种工况下进行浸润线和孔隙水压力实际测量。研究结果表明:正常工况下,数值模拟中考虑流固耦合作用比不考虑流固耦合作用时浸润线偏差5%,孔隙水压力大小偏差30%;模型试验实测浸润线和孔隙水压力结果与考虑流固耦合作用时偏差分别为0.12%、6%,不考虑流固耦合作用时偏差分别为0.35%、21.20%。洪水工况,数值模拟中考虑流固耦合作用比不考虑流固耦合作用时浸润线偏差10%,孔隙水压力偏差16%;模型试验实测浸润线和孔隙水压力结果与考虑流固耦合作用时偏差分别为4.6%、4.1%,不考虑流固耦合作用时偏差分别为7.3%、11.3%。在2种工况下,数值模拟考虑流固耦合作用时尾矿库内浸润线和孔隙水压力更加接近室内模型试验结果。因此,在数值模拟中考虑流固耦合作用的计算结果更加趋于实际工程情况和满足工程实际要求。     

高碱性低品位氧化铜矿搅拌浸出研究

对湖南水口山含泥高碱性低品位氧化铜矿,开展了搅拌浸出实验。实验结果表明,在常规条件下,浸出率只有60%左右,加温搅拌浸出可达80%左右;同时得到了最佳浸出条件是:酸的浓度4%,浸出时间36 h,浸出温度30℃,颗粒直径为40目,液体的体积与固体的质量之比为6∶1。     

鞍钢某铁尾矿磁化焙烧—磁选试验研究

为了确定适宜的磁化焙烧条件,采用磁化焙烧—磁选工艺,对鞍钢某铁尾矿进行了系统的试验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气体浓度以及气体流速对磁化焙烧效果的影响,结果表明:①鞍钢铁尾矿TFe品位为14.70％,主要杂质SiO2含量为66.17％,有害元素P、S、Na的含量较少;铁尾矿中的铁主要以赤、褐铁矿的形式存在,分布...     

某含硫砷难处理金矿提金工艺试验研究

某含硫、砷难处理金矿的浮选金精矿,采用常规氰化及硫脲浸出,其金浸出率均较低,仅分别为31.52%和33.71%。为此,笔者进行了细菌氧化预处理研究,并考察了硫脲浸出的条件以及磁场对硫脲浸金的强化作用。结果表明,采用细菌预处理和磁场强化浸出联合工艺,金浸出率可达90.06%。     

赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

赣州某选钨尾矿Li_2O品位为0.34%,锂主要赋存在云母矿物中。为确定锂的回收利用工艺,对有代表性试样进行了浮选工艺及浮选锂精矿焙烧—浸出工艺条件研究。结果表明,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理试验原料,可获得Li_2O品位为1.18%、回收率为58.69%的锂精矿;浮选锂精矿与氯化剂(氯化钙与氯化钠的质量配合比为1∶1)按质量比1∶0.6混合后在900℃焙烧1 h,焙烧产物在液固质量比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2 h情况下水浸,锂浸出率达到98.80%。因此,浮选—氯化焙烧—浸出工艺可实现赣州某选钨尾矿中锂的综合回收。